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某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO_30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO_3品位为3.97%、WO_3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。 相似文献
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《金属矿山》2015,(Z1)
对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。 相似文献
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中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明:原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。 相似文献
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浮选精矿高梯度磁选和湿式强磁场磁选的实验室试验证明,磁选的品位和回收率在很大程度上受到原给矿矿粒分散状态的影响。在本次研究中.以用脂肪酸捕收利浮选后的锂辉石浮选精矿为例,当为改善矿位的分散状况,把矿浆的pH值从7调节到2时,其回收率提高了10%。对于用膦浮选后含有闪锌矿和黄铜矿的铅精矿产品,其品位和回收率在pH值为5左右时均为最佳,回收率提高约5%。因聚团中含有少量磁性矿粒而使非磁性矿物被夹带到磁性产品中的比率,可以根据高梯度磁选机的捕捉概率函数和矿物的磁化系数来估计。对锂辉石/闪岩系统的评估表明,在一个聚团中只要有3%的闪岩就足以能使其在介质中被捕捉。对方铝矿/闪锌矿系统,其相应的数值大约是20%。 相似文献
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成磊 《有色金属(选矿部分)》2020,(2):100-103
强磁选—浮选工艺逐渐成为原生钛铁矿分选的主体流程,但现有高梯度强磁选机精矿夹杂较严重,脉石矿物钛辉石易进入浮选流程影响浮选效果。分析了钛铁矿高梯度磁选过程中脉石夹杂机理,指出高梯度磁场力难以调控、脉石难以脱离是影响强磁选效果的主要原因。提出了采用开放磁系永磁强磁选机分选钛铁矿的技术尝试,研制了永磁强磁选机试验样机,分选区磁场力达到钛铁矿捕收要求,同时易于抛出钛辉石等弱磁性脉石矿物,经试验验证可以提高高梯度磁选产品的TiO_2品位。 相似文献
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针对四川德昌大陆槽稀土矿采用摇床重选—高梯度强磁选选矿工艺存在的稀土回收率低下(30%~40%)问题,开展了高梯度强磁选—浮选选矿新工艺试验研究。试验结果表明,将原矿按实验室闭路磨矿方式磨至-0.12 mm占100%(-0.075 mm占84.67%)后,先经过1粗1扫高梯度强磁选抛弃产率达82.22%的尾矿,然后以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、新型羟肟酸类螯合剂GYF为捕收剂对高梯度强磁选精矿进行1粗1扫2精闭路浮选,可获得REO品位为60.20%、REO回收率为63.00%的稀土精矿,REO回收率比原生产工艺提高了20个百分点以上。 相似文献
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李爱民 《有色金属(选矿部分)》2022,(5):117-123
福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为:钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。 相似文献
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针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。 相似文献
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河南某库存钼尾矿回收钨钼选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
河南某库存钼尾矿钼品位为0.086%、钨品位为0.13%,由于长期堆放,其钼氧化率高达51.76%,而且粒度组成偏细,可浮性较差。为合理开发利用该库存尾矿资源,进行了选矿工艺流程和药剂制度试验研究。结果表明,原矿经过弱磁选除铁—非磁性物脱泥浓缩后,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-189为捕收剂,采用1粗1精3扫流程浮选获得了Mo品位为0.86%、WO3含量为1.21%的钨钼混合粗精矿,钨钼混合粗精矿浓缩加温调浆后经1粗3精2扫流程精选,获得了Mo品位为12.78%、回收率为54.94%,WO3品位为21.96%、回收率为72.45%的钨钼混合精矿,从而使矿石中钨、钼得到了较好的综合回收。 相似文献
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对福建某WO3品位0.10%、CaF2品位25.45%的低品位共伴生白钨、萤石矿,以矿冶科技集团有限公司自主研发的高效选矿药剂BK418作为白钨捕收剂,BK410作为萤石捕收剂,采用"白钨常温浮选-常温浮选钨精矿加温精选-白钨常温浮选尾矿浮选萤石"的工艺流程处理该矿石,获得钨精矿中WO3品位为60.48%,WO3回收率... 相似文献
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对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO3 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。 相似文献
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汝阳东沟钼矿钼粗选工艺条件研究 总被引:2,自引:2,他引:0
研究了汝阳东沟钼矿磨矿细度、粗选药剂制度及浮选时间等因素对钼矿选别效果的影响。钼原矿品位为0.130%时, 经过一粗一精一扫的粗选流程和两次再磨、六次精选的精选流程闭路试验, 取得了钼精矿品位53.26%, 回收率86.27%的较理想指标。 相似文献
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提高钨细泥回收率是提升钨资源利用水平的一个重要途径,离心分选是处理微细粒钨矿物的有效方法之一。江西某钨矿产生的钨细泥WO3品位为0.62%,-50 μm粒级含量为56.83%,其WO3分布率高达87.59%。为实现该钨细泥中钨及伴生钼铋的有效回收,采用“浮选脱硫—SLon离心机重选”工艺进行条件优化试验研究,并在最优条件下进行了工业试验。结果表明,浮选脱硫试验中丁基黄药最佳用量为160 g/t,SLon离心机重选最佳转鼓转速和冲洗水量分别为680 r/min、1.6 L/min;在钨细泥给矿WO3、钼和铋品位分别为0.52%、0.088%和0.073%的条件下,经“浮选脱硫—离心机选钨”工艺流程,工业试验最终获得了WO3品位25.20%、WO3回收率73.66%的钨精矿,及钼和铋品位分别为7.43%、5.31%的含硫产品,对应回收率为56.57%和48.74%,指标良好。采用“浮选脱硫—SLon离心机重选”工艺处理江西某钨矿产生的钨细泥,年增加钨、钼、铋的金属量分别为11.4 t、5.89 t和1.7 t,可实现年新增产值约200万元,经济效益显著。 相似文献
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